113305运输巷掘进作业规程

贵州兴伟兴能源投资有限公司双山新区兴达煤矿掘进作业规程工作面名称113305运输巷编制审核总工程师编制日期二一六年八月一日批准日期二一六年八月一日目录第一章概况5第一节编制依据5第二节巷道布置5第二章地面相对位置及地质情况9第一节地面相对位置及邻近采区开采情况9第二节煤（岩）层赋存特征9第三节地质构造16第四节水文地质16第三章巷道断面及支护20第一节巷道断面20第二节支护设计21第三节支护工艺26第四节轨道及道床29第五节巷道排水沟29第六节巷道管线布置29第七节矿压观测30第四章施工工艺31第一节施工方法31第二节凿岩方式32第三节爆破作业34第四节装载与运输39第五章生产系统41第一节掘进通风41第二节掘进压风45第三节瓦斯防治47第四节综合防尘47第五节防灭火49第六节安全监控49第七节供电52第八节排水54第九节运输56第十节照明、通信和信号58第六章劳动组织及主要技术经济指标59第一节劳动组织59第二节循环作业59第三节主要技术经济指标60第七章安全技术措施62第一节一通三防安全技术措施62第二节顶板安全技术措施64第三节爆破安全技术措施65第四节防治水安全技术措施69第五节机电安全技术措施69第六节运输安全技术措施72第七节其它安全技术措施72第八章灾害应急措施及避灾路线73附作业规程学习和考试记录作业规程补学和考试记录第一章概况第一节编制依据一、经过贵州省能源局黔能源煤炭2011219号文件审批的大方县文阁乡兴达煤矿开采设计二、大方县文阁乡兴达煤矿地质说明书三、煤矿安全规程（2011版）和煤矿岗位技术操作规程及其它有关技术规范四、经兴伟兴能源公司总工办批准的生产接替计划五、依据矿井现阶段的实际生产情况第二节巷道布置一、工程概况1、工程名称113305运输巷。2、工程位置113305运输巷位于主、副斜井1681M水平，附巷道布置示意图。3、工程其所在层位、以及与煤（岩）层、相邻巷道的关系及相邻巷道名称、用途担负113305采煤工作面的运输、通风、行人、排水所用；113305运输巷为半煤岩巷，工程处于33号煤层之中；4、113305运输巷设计方位角、长度、工程量、坡度设计方位角249，运输巷长度700M,坡度为35；5、113305运输巷的服务年限、开（竣）工时间等113305运输巷的服务年限为113305采煤工作面为回采结束。预计开（竣）工时间为2016年8月10日至2017年2月30日。二、施工中的特殊技术要求、需要重点说明的问题。1、巷道规格（1）113305运输巷规格净宽4200MM，上净高3000MM，下净高1800MM，中高2400MM；S净1008，锚网支护。（2）开口位置规格净宽38M，中净高32M，净断面1061M2，锚网喷支护（开口至运输巷30M段后为锚网支护）。2、技术要求（1）采用锚网支护，使用等强度螺纹钢树脂锚杆，规格为20MM2000MM每根锚杆均使用2块树脂锚固剂固定，锚固长度不小于1000MM,间、排距为800MM800MM，断面形状为梯形。（2）采用锚网喷支护，喷浆厚度为100MM，喷砼强度为C20，使用等强度螺纹钢树脂锚杆,锚杆型号为202000MM，间排距为800800MM，断面形状为半圆拱形。（3）托板规格为1501506MM。（4）锚杆螺丝外露长度不超过50MM。（5）巷道施工要严格按照质量标准化的要求进行，巷道规格超挖部分不大于100MM，欠挖部分不大于50MM。第二章地面相对位置及地质情况第一节地面相对位置及邻近采区开采情况一、巷道相应的地面位置、标高，区域内的水体和建、构筑物对工程的影响等。井上下对照关系表水平、采区一水平一采区工程名称113305运输巷地面标高（M）1988井下标高（M）1681地面的对应位置建筑物地面为高低不平的山地，无村庄，河流。井下对应位置对掘进巷道的影响本工程的掘进对其他掘进巷道无影响邻近采掘情况对掘进巷道的影响本工程的掘进不受临近巷道影响二、巷道与相邻煤（岩）层、邻近巷道的层间关系，附近已有的采掘情况对工程的影响。无三、分析采空区的水、火、瓦斯等对工程的影响。因矿井为新建井，不存在采空区的水、火、瓦斯等对工程的影响。第二节煤（岩）层赋存特征一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数（F），预计巷道揭露的各煤层间距，顶、底板岩性及特性分析。1）构造本井田位维新背斜的北西冀北部。矿区内总体为单斜，地层倾向300320，倾角1825。未见次一级褶曲，但地层沿倾向及走向均有一定变化。井田总体构造复杂度属简单类型。2）煤层含可采煤层5层其中6、7、33号全区可采，10、16号大部可采。可采煤层总厚为713M，含煤率34。6煤层平均181M，夹矸01层，结构简单，属较稳定的全区可采煤。7煤层上距6号煤14321879M，煤层厚度080276M，平均173M，一般含01层夹矸，结构简单,属较稳定的全区可采煤。10煤层上距7号煤540900M，厚度0091M，平均070M，无夹矸，结构简单,属较稳定的大部可采煤。16煤层上距10号煤37405560M，厚度056132M，平均110M，大部可采。厚度有一定变化，属较稳定的大部可采煤。33煤层煤层位于龙潭组底部，上距16号煤78509670M，全层厚度135192M，平均170M，全区可采。一般含23层夹矸，较稳定的全区可采煤层。可采煤层特征一览表煤层厚度（M）煤层间距（M）结构煤层最小最大平均最小最大平均夹矸层数煤层倾角复杂程度煤层稳定性可采性235061052701810120简单较稳定全区可采143218791602708027617303120简单较稳定全区可采5409007301000910703740556045930120简单较稳定大部可采160561321190120简单较稳定大部可采7850967088193313519217023220较复杂较稳定全区可采3）、煤的物理性质区内可采煤层6、7、10、16、33号的颜色均为黑色黑灰色，光泽较强，主要是亮煤，镜煤次之，似金属光泽或玻璃光泽。煤的形状以块状为主，有块柱状、短柱状、碎块状、也见少量碎粒状或粉状。参差状断口也有阶梯状断口，内生裂隙发育，裂隙中含少量黄铁矿硫。线理细至中条带结构，偶见宽条带结构。煤性硬，不易破碎。煤的宏观类型主要为半亮型煤，也有少量半亮半暗型煤。4）、化学性质、工艺性能及煤类一）煤类根据中国煤炭分类国家标准（GB575186）的分类标准，井田内各煤层原煤干燥无灰基挥发份平均值为636，最大663，最小581；精煤干燥无灰基氢含量平均值为337，最大343，最小330，由此该井田各煤层为无烟煤（WY），浮煤氢含量201303，平均234，以氢含量来划分小类为无烟煤三号。5）、煤质特征性煤质指标一览表原煤煤号VDAF（）ADST,DQGR,D（MJ/KG）MAD61054313915323391897859259615325592641082427230672524157167622584197258018033757261506724931986）、煤质及工业用途评述根据各煤层的化学性质和工艺性能，煤矿区各煤层均具有广泛用途，可用于动力用煤，民用煤，火力发电，一般工业锅炉用煤，气化用煤，可作冶金喷吹燃料，可用于小型高炉炼铁、竖式石灰窑烧制石灰，水泥回转窑用煤，经洗选后可制碳素材料或制造电石及深加工，煤矸石可考虑作水泥、低温烧制地板砖，生产有机复合肥料和微生物肥料等。现将主要可采煤层33煤层顶、底板工程地质特性叙述如下间接顶细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩。细砂岩、粉砂岩具脉状及波状层理，钙质胶结，坚硬，局部地段裂隙较发育，少数未充填，岩芯呈长柱状、短柱状，少量块状，RQD值8697，岩体完整性好的至极好的；泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩含菱铁质结核，易风化破碎，膨胀，水稳性差，软弱半坚硬，岩芯呈长柱状、短柱状，RQD值74100，岩体完整性中等至极好的。直接顶粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩。粉砂岩具波状层理，含菱铁质结核，夹泥质条带，钙质胶结，局部地段裂隙较发育，坚硬，岩芯呈长柱状及短柱状，RQD值945986，岩体完整性极好的；粉砂质泥岩、泥岩具水平层理，易风化破碎，崩解，水稳性差，软弱，局部裂隙发育，岩芯多呈长柱状、短柱状，RQD值81968，岩体完整性中等至极好的。直接底泥质粉砂岩、泥岩、少数细砂岩。细砂岩具平行层理，钙质胶结，坚硬，局部裂隙发育，被方解石脉充填，岩芯呈长柱状，部分为块状，RQD值818，岩体完整性中等；泥质粉砂岩、泥岩含菱铁质结核，易风化破碎成块状，遇水膨胀，水稳性差，软弱，岩芯多呈短柱状、块状，RQD值70928，岩体完整性中等至极好的。间接底泥质粉砂岩、细砂岩，部分地段为煤层。泥质粉砂岩具波状层理，夹菱铁质薄层，易风化破碎，崩解，半坚硬，岩芯多呈长柱状及短柱状，RQD值853947，岩体完整性中等至极好的；细砂岩具水平层理，钙质胶结，含黄铁矿结核，岩芯呈长柱状及短柱状，少量块状，RQD值878，岩体完整性中等。井田内地层岩性横向及纵向变化不大，地质构造不发育，上煤组软弱夹层较发育，局部地段有井田工程地质问题发生。因此，工程地质复杂程度为中等型。二、预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸指数、地温等。1瓦斯（1）瓦斯等级鉴定根据黔煤生产字20081547号对毕节地区煤矿2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复；其矿井绝对瓦斯涌出量为20M3/MIN，相对瓦斯涌出量为2215M3/T，2015年经贵州兴伟兴能源投资有限公司瓦斯实验室现场取样测试相对瓦斯涌出量为77251M3/T，故采取该数据；CO2绝对涌出量为065M3/MIN，相对涌出量为72M3/T。鉴定结果认为兴达煤矿属高瓦斯矿井。（3）煤与瓦斯突出鉴定根据煤炭科学总院重庆研究院2008年5月提供的文阁乡兴达煤矿M33煤层的煤与瓦斯突出危险性鉴定报告。该矿井的M33煤层在162532M标高绝对瓦斯压力027MPA，该标高以上，无煤与瓦斯突出危险。2煤尘爆炸性根据贵州煤矿地质工程咨询与地质环境监测中心2010年9月编制的大方县文阁乡兴达煤矿资源/储量核实及勘探地质报告。共作8个煤尘爆炸性试验样，试验结果表明，井田范围内参与测试煤层其煤尘无爆炸性危险。3煤炭自燃倾向性根据贵州煤矿地质工程咨询与地质环境监测中心2010年9月编制的大方县文阁乡兴达煤矿资源/储量核实及勘探地质报告。6、7、10、33煤层的自燃倾向等级均为级，不易自燃。16煤层为级，自燃不易自燃。4煤与瓦斯突出根据兴达煤矿防治煤与瓦斯突出专项设计方案，33煤层在1625M水平无煤与瓦斯突出危险。5地温本区无异常地温现象，属正常地温矿井。6冲击地压根据邻近矿井生产资料未出现冲击地压现象。由于本矿开采深度相对较浅，发生冲击地压的可能性很小。三、其他煤（岩）层技术特征分析。煤（岩）层特征表指标参数备注煤（岩）层厚度（最大最小/平均）（M）135192/1701、33煤（岩）层倾角（最大最小/平均）（）1317/162、煤（岩）层硬度系统（F）33、煤（岩）层层理（发育程度）不发育4、煤（岩）层节理（发育程度）不发育5、煤层自然发火期（D）不易自燃6、绝对瓦斯涌出量（M3/MIN）207、煤层瓦斯原始含量（M3/T）786388、煤层爆炸指数（）III9、地温（）20610、围岩类型11、煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类别硬度厚度岩性老顶细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩37785967/8819坚固直接顶粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩34005较坚固顶板伪顶无直接底泥质粉砂岩、泥岩、少数细砂岩2312遇水变软、膨胀底板老底泥质粉岩、细砂岩24半坚硬煤（岩）层节理（发育程度）不发育煤层自然发火期（D）不易自燃绝对瓦斯涌出量（M3/MIN）20煤层原始瓦斯含量（M3/T）78638煤层爆炸指数（）III地温（）206围岩类型附图兴达煤矿煤层柱状图煤层编号岩性描述顶板3号标三35号标四铝质岩石石灰岩深灰色、灰色粉砂质泥岩和泥质粉砂岩为主，夹泥岩薄层，产植物化石，含煤均不可采，局部含菱铁质结核，厚度186至310米。黑色、玻璃光泽，细条带结构，半亮型煤，一般含夹矸23层，全区可采，平均厚度17米。深灰色、微波状层理，含菱铁质结核夹泥质粉砂岩，含产植物化石，中夹一薄石灰岩（标三）。其在区内中部发育连续，含24层薄煤，标四为浅灰色，块状，夹大量蠕虫状黄铁矿结核，平均厚度37米。灰色浅灰色，隐晶显晶结构，具缝合线构造，中巨厚层状产物化石，厚度不详。兴达煤矿煤层柱状图煤层编号岩性描述顶板号标三号标四铝质岩石石灰岩深灰色、灰色粉砂质泥岩和泥质粉砂岩为主，夹泥岩薄层，产植物化石，含煤均不可采，局部含菱铁质结核，厚度至米。黑色、玻璃光泽，细条带结构，半亮型煤，一般含夹矸层，全区可采，平均厚度米。深灰色、微波状层理，含菱铁质结核夹泥质粉砂岩，含产植物化石，中夹一薄石灰岩（标三）。其在区内中部发育连续，含层薄煤，标四为浅灰色，块状，夹大量蠕虫状黄铁矿结核，平均厚度米。灰色浅灰色，隐晶显晶结构，具缝合线构造，中巨厚层状产物化石，厚度不详。兴达煤矿煤层柱状图第三节地质构造一、巷道煤（岩）层产状要素（走向、倾向、倾角），断层，褶曲，裂隙，火成岩侵入的岩墙、岩床，陷落柱，导水性及其控制程度等参数。矿区构造1褶曲矿区内总体为单斜，地层倾向300320，倾角1825。未见次一级褶曲，但地层沿倾向及走向均有一定变化。2断层钻孔及生产巷道均未见断层。3构造复杂程度综上所述根据钻孔揭露及井田内的3个生产矿井的巷道揭露情况，井田总体地质构造复杂度属简单类型。二、受冲击地压威胁的煤（岩）层或应力集中区掘进，对施工的影响，进行技术分析。根据邻近矿井生产资料未出现冲击地压现象。由于本矿开采深度相对较浅，发生冲击地压的可能性很小。矿井按无冲击地压考虑。但在巷道布置时应尽量避开应力集中区，掘进和采煤时也应注意应力集中影响。第四节水文地质一、巷道区域的主要水源，有影响的含水层厚度、涌水形式、涌水量、补给关系、影响程度等。本区位于维新背斜构造单元。受地形及构造的控制，地下水向北东向迳流，排泄于白布河河床。属地下水的补给迳流区，区内地表水系不发育，多发育为断头沟溪，区域内出露地层从老至新为二叠系下统的茅口组、二叠系上统的玄武岩组、龙潭组、长兴组、三叠系下统的飞仙关组以及各地层之上的第四系沉积物。区内碳酸岩类分布最广，碎屑岩类呈条带状分布。碳酸岩类主要为茅口组、长兴组、夜郎组玉龙山段等主要为灰岩，含岩溶水，泉水流量较大，特别是茅口组地层，泉水流量一般可达20100L/S，且发育暗河，暗河流量可达50500L/S，枯季地下水迳流模数为4183L/SKM2，据邻区资料钻孔单位涌水量1013L/SM，富水性强，但不均匀，水质类型主要为HCO3CA。碎屑岩类主要地层为玄武岩组、龙潭组、飞仙关组等地层，岩性以玄武岩、火山角砾岩、砂岩、泥岩、煤等为主，含裂隙水，泉水流量较小，一般为01010L/S，枯季地下水迳模数为0167151L/SKM2，富水性弱，多属隔水层。水质类型，主要为重炭酸钙型。区域内地表水系属长江流域乌江水系上游的白布河支、六圭河支流，属山区雨源型河流，地下水主要接受大气降雨补给，其动态大致与降雨变化呈正相关关系。白布河支、六圭河河床为本区的侵蚀基准面，标高1300M左右。（一）充水水源1地表水区内发育的河流有南端的新沟，在南东测有牛集水库，地表发育的冲沟主要向南径流，并且在飞仙关地层，该地层层厚，具有良好的隔水性能，冲沟向西流经茅口组地层。若未来井田在开采过程中，其开采水平在河流和水库之上时，河流水不会对矿床的充水构成影响；若井田的开采水平低于茅口组和河床水位之时，河流和水库将有可能成为矿床充水的主要来源。2地下水（1）长兴组岩溶水该组主要为灰岩，燧石灰岩，碎屑岩及少量砂泥岩，富水性总体中等，在构造断裂及应力破坏影响的地段，含水量相对会较大，该组为煤矿床开采的间接充水水源。（2）龙潭组弱裂隙含水层该组主要为碎屑岩，富水性总体微弱，在构造断裂及应力破坏影响的地段，含水量相对会较大，矿床开采到这些地段，矿井出水量会比正常出水量增大。该组为煤矿床开采的直接充水水源。（3）老窑采空区积水老窑内存在着一定的积水，是浅部矿井开采的重要充水因素，在开采浅部煤层时，采空区积水易渗入矿井而成为矿井直接充水水源。（二）充水通道1岩石天然节理裂隙矿区内的龙潭组含煤地层在接近地表附近，岩石风化节理、裂隙很发育，而深部则发育成岩石或构造节理、裂隙，尤其是内部菱铁质细砂岩等脆性岩石更为发育，它们是地下水活动的良好通道，并沟通上覆含水层与含煤地层的水力联系。2人为采矿冒落裂隙未来的采煤活动将产生大量的采矿裂隙，这些人为裂隙也会沟通上覆含水层与含煤地层的水力联系，成为地下水活动的良好通道。3断层破碎带矿区内断层不发育，地表水、地下水沿断裂带进入矿井可能不大。4老窑采空区矿区内老窑分布较多，其废弃采面或巷道会成为老窑水、采空区积水、部分地表水进入矿井的通道。5岩溶管道矿区内长兴组灰岩含水层局部地段可能发育岩溶管道，当它们被断层沟通与下伏煤层联系时，也会成为矿井充水通道。6导水钻孔井田内共施工多个孔，所有钻孔均未启封检查，当钻孔封闭不良量，可能成为导水通导。（三）充水方式由于矿井直接充水含水层富水性弱，地形有利于大气水的排泄，充水通道主要以岩石原生和采矿节理、裂隙为主，规模一般不大，因此未来矿井充水方式主要以渗水、滴水、淋水为主，局部（采空区附近、钻孔附近等）可能发生突水。（四）、水文地质类型井田最低侵蚀基准面标高1300M左右，井田开采标高在1525M以上，即位于当地侵蚀基准面以上。区直接充水水源主要为龙潭组裂隙水，局部有老窑采空区积水、地表冲沟水；间接充水水源主要为长兴组和茅口组地层的岩溶水，故本矿进水方式以顶板进水，属裂隙岩溶充水为主，水文地质条件复杂程度为中等。（五）、矿井涌水量据调查文阁乡兴达煤矿涌水量主要为巷道顶板裂隙水和采空区顶板裂隙水。该涌水量受降雨量控制，雨季最大流量约100M3/H，正常涌水量大约50M3/H。采空区面积作为本矿涌水量最为相关的因素，是它直接影响了涌水量的大小。矿井末期采区正常涌水量为150M3/H；矿井末期采区最大涌水量为300M3/H。该区为开采煤层赋存于当地侵蚀基准面之上，上覆地层为砂泥岩，煤系地层本身富水性弱，因其水文地质条件中等。二、巷道区域的图纸资料，分析相邻老巷、老空积水、钻孔终孔位置、封孔质量、构造导水等对施工安全的影响程度。现阶段，无相邻老巷、老空积水、钻孔终孔位置、封孔质量、构造导水等对施工安全的影响程度。三、第四纪砂砾层水、承压水等的水量、水压及其与工程的距离和关系，进行隔水层安全厚度计算。无此第四纪砂砾层水、承压水等的威胁。四、有积水区域附近掘进巷道，应在掘进工程平面图上标出其“三线”（积水线、探水线和警戒线）。第三章巷道断面及支护第一节巷道断面一、根据巷道布置层位、水平标高、围岩岩性选择巷道断面形状。根据已通过的开采设计，巷道断面形状选择为梯形。二、巷道断面设计净断面的设计，必须满足通风、行人、运输等且按支护最大允许变形后的断面确定并计算有关数据，计算出巷道计算掘进断面积、掘进断面积、净断面积。巷道规格净宽4200MM，上净高3000MM，下净高1800，中高2400MM；S净1008。第二节支护设计一、巷道永久支护根据巷道围岩性质，矿压观测资料，施工现场实际情况，选择科学的支护设计，确定巷道支护形式，支护材料、支护参数等。确定永久支护与工作面的最大、最小距离。（一）永久支护一、巷道采用锚网支护作为永久支护，支护材料选用202000MM的等强度螺纹钢锚杆，65钢筋网，网孔规格为100MM100MM，锚网支护时，采用锚杆紧跟迎头的支护方式，前排锚杆距迎头超过600MM时及时安装锚杆，全断面挂网（含两帮）。本工程拟布置11根锚杆，锚杆排间距为800MM800MM。开口段巷道采用锚网喷支护作为永久支护，支护材料为等强度螺纹钢锚杆，65钢筋网，喷射混凝土为水泥、砂子、石子122，喷体厚度100MM。选用202000MM的等强度螺纹钢锚杆，锚网喷支护时，采用锚杆紧跟迎头的支护方式，前排锚杆距迎头超过600MM时及时安装锚杆，全断面挂网（含两帮）。在锚喷支护中，采用先锚后喷的方式；初喷距迎头不得超过3M，复喷不得超过20M，初喷厚度为5070MM，复喷总厚度不低于100MM。本工程拟布置11根锚杆，锚杆排间距为800MM800MM。（二）按悬挂理论计算锚杆参数1锚杆长度计算LKHL1L2式中L锚杆长度,MH冒落拱高度,MK安全系数,一般取K2L1锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取04L2锚杆在巷道中的外露长度,一般01M其中HB/2F384/23064M式中B巷道开掘宽度,取384MF岩石紧固性系数,砂岩取3则1锚杆间距排距计算设计时零间距排距均为A,则AQ/KHR式中A锚杆排距，M。Q锚杆设计锚固力，64KN/根H冒落提高度，取064MR冒落吊砂岩的重力密度,取19992KN/M3K安全系数,一般取K2施工时取A800MM通过以上计算,选用直径20MM，长度2000MM的等强度树脂锚杆,锚杆间、排距800MM锚杆打设后要及时全断面挂网，相邻两块网之要压茬连接，压茬长度不小于80MM,每隔200MM有一个连接点。爆破前锚网支护到工作面距离不小于07M，爆破后锚网支护到工作面不大于17M；当围岩稳定性较较差时，锚杆间、排距缩小至600MM。（三）锚网喷工程质量规定附锚网支护巷道工程质量规定表巷道规格及名称（MM）项目质量标准（MM）部位113305运输巷左帮2000巷道净宽右帮501002000腰线至上、中、下顶2000、1400、800巷道净高均不30腰线以上50腰线下1000顶70KN/根锚固力两帮64KN/根顶800800左800800锚杆布置100右800800锚杆规格202000锚杆安装人工安装深度20030宽度30015腰线距水沟底1200水沟50中线至内沿1500锚杆距迎头700水沟距迎头30000工业卫生三无一畅清洁卫生二、巷道临时支护方式明确临时支护的方式，支护材料等，确定临时支护与工作面的最大、最小距离，临时支护移动规定等。临时支护采用11工字钢架设托板做为临时支护，最大控顶距离18M。由外向里推移，爆破后安装工字钢，永久支护到位后取下，做到工作面不空顶。支柱上方用2块规格为长宽厚1400200150MM小板梁接顶。附临时支护图三、临时支护与永久支护间、临时支护与新暴露的顶板间的支护衔接等。1、放炮后，先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后、方可开始工作临时支护的工作。2、作好临时支护后，打锚杆眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后、方可开始工作，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过50MM，眼向误差不大于15，打锚杆眼时要垂直岩面，最小角度75。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，深度18米；锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在临时支架的掩护下操作。打眼的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。附图113305运输巷支护平面图第三节支护工艺一、支护工艺及要求（一）、支护材料1、锚杆及锚固剂锚杆采用5（A5）钢制成的等强度树脂锚杆，20MM，长度为2000MM，每根锚杆均用2块树脂锚固剂固定，锚固长度不小于1000MM，锚杆外露长度为3050MM，托盘为正方形，规格为长宽150150MM，采用6MM钢板压制成弧形。树脂锚固剂直径为23MM每块长度为500MM,锚杆均使用配套标准螺母紧固，锚固剂型号为Z2560,每根锚杆锚固力不小于64KN。2、网片采用60筋制作的经纬网，网的规格为长宽20001000MM，网格为长宽100100MM，网要压茬连接，搭接长度不小于80MM，相邻2块网之间要用12铁丝连接，连接要均匀布置，间距200MM。（二）、锚杆安装工艺1、打锚杆眼打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后方可开始工作，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过50MM，眼向误差不大于15，打锚杆眼时要垂直岩面，最小角度75。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，深度杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在临时支护下操作。打眼的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。2、安装锚杆安装前，应将眼内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，先把2块树脂锚固剂送入眼底，再将锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用锚杆机套专用套筒带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，方可撤出锚杆机，搅拌旋转时大于35秒后，卸下螺帽，挂好网，上好托盘，紧上螺帽，12分钟之后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，拧紧力矩不小于120NM。锚杆必须随打随安，确保锚杆盘不松动。二、支护工序安排与支护要求、质量要求和安全措施1、支护工序为敲帮问顶临时支护打锚杆挂网2、规定和要求锚杆支护质量及巷道日常监测1、巷道锚杆必须紧跟迎头施工，打一个眼，锚固一根锚杆，防止顶板离层破坏，维持顶板的稳定性。2、要定期对巷道锚杆支护的锚固质量进行检查。3、检测锚固质量要作拉拔试验。巷道每掘进3050M或每施工300根抽样一组（3根）进行检查，拉拔加载至锚杆设计锚固力。4、锚杆锚固质量合格条件受检测的3根锚杆锚固力都应符合要求。如本组锚杆出现不合格的，再抽查一组（3根），如仍有不合格的，应组织有关人员研究锚杆质量不合格的原因，并采取处理措施。5、锚杆螺母扭矩应符合要求，每小班逐根进行螺母扭矩的检验。6、所有采用锚杆支护的煤巷都应进行日常监测，监测的主要内容是顶板离层量与顶板、两帮相对移近量以及锚杆锚固力。7、在掘进与回采影响期间应每天监测一次；其它时间每周监测一次。8、当出现围岩移近速度急剧增加时，召集有关人员调查原因，并采取相应措施。9、出现锚杆锚固力急剧增大时，要立即查明原因，并采取相应措施。三、备用支护材料的品种、数量、规格型号、存放地点规定。井下常备用有锚杆50根、锚网20张，锚固剂一箱，方木20根，存放在距迎头50米远的巷道中，靠帮码好。第四节轨道及道床一、确定永久轨道的钢轨型号及标准道床（技术参数）钢轨15KG/M；枕木120020080MM的松木；轨距600MM，枕木1M1根。二、临时轨道按上述标准进行铺设。三、倾斜巷道轨道轨道及道床参数表（单位MM）轨道型号轨距轨道与巷道中心线距道床高度道碴厚度碴面至轨面间距枕木间距道碴粒度15KG/M600左300右3009010080100058第五节巷道排水沟一、采用临时排水沟规格为宽300MM深300MM。距掘进工作面的距离不得小于2000MM。第六节巷道管线布置一、临时管道吊挂及托架的固定在掘进施工中所敷设的风水管路应按位置要求吊挂牢固整齐。风水管要接口严密，不得出现漏风漏水现象，风水管距迎头30M范围外使用2寸无缝钢管，30M内使用1寸钢管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用水。二、电缆、通讯、照明、监测线等敷设方式及电缆钩的固定等在掘进施工中所敷设的电缆、风通讯、照明、监测线等敷设等均应按位置要求吊挂牢固整齐。电缆钩每个3M一个，电缆、其它线吊挂高度为18M（从地板向上至第二个电缆钩）、其它线在电缆线之下，间距超过300MM，电缆垂度不超过50MM。三、风筒吊挂及出口到工作面距离在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按位置要求吊挂牢固整齐。风筒要环环吊挂，风筒口距迎头不得大于5M。第七节矿压观测一、观测对象本工程式的支护巷道。二、观测内容顶底板活动规律分析；支护巷道顶板离层量，底板及两帮变形相对移近量监测，支护质量动态监测，锚杆锚固力检测等。三、观测方法将顶板离层仪、锚杆压力指示仪安设在巷道有软岩的位置，每50M设一个观测点，对锚杆受力及围岩位移适时观测。四、数据处理监测数据与支护设计不符时，应重新计算，改进设计。第四章施工工艺第一节施工方法一、确定巷道施工方法钻爆法施工，采用三八制组织生产，采用一掘全断面挂网的施工方法。巷道开口后30M内采用炮掘方式，30M外采用综掘方式；巷道采用光爆锚网向前掘进时，根据围岩硬度周边眼距定为300MM350MM，抵抗距为500MM，周边眼距与抵抗距之比值，在硬岩中取0708为宜，而在软岩中取0608为宜。周边眼全部预留光爆层，光爆层厚度400500MM，眼痕率达到60以上。1本规程所施工的巷道掘进采用钻眼爆破时，先爆破煤层，装完煤炭后，再爆破岩石。采用综掘时先掘煤，再掘岩石。2永久支护锚网喷、锚网支护，工作面必须采用临时支护，支护紧跟工作面。3按地测科给定的施工中线，沿中线掘进。4装载运输采用综掘机装煤，装入运输巷皮带、刮板机，装岩采用人工装入矿车，串车提升的方法。5交接班后，必须先进行安全检查，发现隐患必须立即处理，确认安全无误后方可开工，然后进行打眼、装药、爆破等工作，当工作面放完炮待炮烟吹散后，由班组长、爆破员及安全员进入工作面，由外向里依次检查顶板、支护、瓦斯、煤尘和爆破等情况，确认安全后，立即进行临时支护，然后进行出矸（煤）、支护，以此为一个循环。6、打眼工具采用YT27型风钻（45台）打眼。安装锚杆时使用锚杆机，风源来自地面压风机房。施工前，开口处附近30M范围内的电缆、电气设备等必须移走，防止放炮崩坏，确认安全后，方可开口掘进。开口掘进时打浅眼（07M），炮眼间距应不大于500，每孔装药量不得大于300，放小炮，分多次爆破，减少对围岩的震动。第二节凿岩方式一、确定凿煤（岩）方式和凿岩机具、数量等该巷道30M内采用打眼放炮的方法破煤岩，30M外采用综掘方法破煤岩，局部区域采用炮掘工艺。降尘方法降尘方法采用湿式打眼、使用水炮泥、装岩前洒水、爆破时使用爆破喷雾、爆破后冲刷顶帮、开放水幕、洒水。二、炮掘施工工序安排，工艺流程等炮掘施工的工艺流程为安全检查（敲帮问顶）打眼装药、联线放炮排烟敲帮问顶临时支护出碴永久支护。炮掘的注意事项1、钻眼工必须检查风钻、钎子的完好程度，管路的畅通与否。2、领钎员必须将袖子及衣服扎紧，防止被钎子卷绕而伤人，且钎子在岩层中稳定后，人要站在一旁，防断钎。3、钻眼工不得骑跨风钻打眼，应站在一旁采取前弓后蹬的姿势握扶手作业，防断钎伤人。4、在领钎员引导钎子时，钻眼工不得将风力开得最大。三、描述巷道掘进施工，不同的钻爆、耙装、运输方式等本工程的巷道掘进采用楔式掏槽法掏槽，使用三级煤矿乳化42200炸药、15段JB8031毫秒电雷管；采用正向装药结构；起爆使用MFB200型发爆器全断面一次起爆，联线方式为串联。扒装矸石采用人力装车装碴，采用串车提升或使用胶带运输将矸石运出井口，倒入矸石山。四、不同施工方式的机具、钻具、供电、照明、湿式凿岩（煤）、通风、设备型号、数量及布置方式及防止炮崩等措施。本工程的掘进机具有YT27型风钻、锚杆机，采用湿式打眼、使用水炮泥、装岩前洒水、爆破时使用爆破喷雾、爆破后冲刷顶帮、开放水幕、洒水；通风采用FBDNO63/2185配合600MM的柔性风筒；放炮时将所有机具、管线、探头等都移出工作面50M开外或躲避硐室中，防止放炮崩坏。序号机具名称型号数量动力配套方式备注1风钻YT2742锚杆机MQT125/2523装载机ZWY120/58L1120KW4局扇FBD63/2185237KW5提升绞车JTK0604137KW6潜水泵3BA9175KW7喷浆机PZ51第三节爆破作业爆破条件巷道断面、顶板，通风方式、瓦斯含量，掏槽方式，周边眼与设计轮廓线关系，循环进度，炸药的种类，雷管的型号及段数，炮眼利用率，炸药、雷管消耗量等。表1、爆破条件表2爆破说明书装药量角度眼号炮眼名称炮眼深度M炮眼长度M卷/眼小计水平垂直爆破顺序联系方式14掏槽眼20841680904755辅助眼1181622522590902946辅助眼2183242545521周边眼183061178585III2228底眼181262148580合计9981145串联表3、预期爆破效果序号名称单位数量序号名称单位数量1炮眼利用率0855每米巷道炸药消耗/M15527序号名称单位数量掘进断面1113305运输巷M210082岩石坚固系数F363顶板粉砂岩、细砂岩4通风方式局扇供风5工作面的瓦斯情况016掏槽方式楔形7周边眼与轮廓关系光面爆破8毫秒电雷管15段JB80319煤矿专用乳化炸药三级2每循环工作进尺M156每循环炮眼总长度米/循环9983每循环爆破实体M317157每立方米雷管消耗个/米3214炸药消耗量/M31348每米巷道雷管消耗个/米367二、爆破说明表三、在有瓦斯或有煤尘爆炸危险的掘进工作面，爆破应全断面一次起爆；采用正向装药附图炮眼装药结构示意图。脚线黄泥炸药聚能穴雷管水炮泥附图炮眼布置三视图四、放炮警戒放炮地点主井底避难硐室。站岗地点副斜井与113303运输巷交口处、主斜井与113304运输巷交口处，回风斜井与变电所交口处。详见放炮设岗示意图爆破说明表炮眼角度（）装药量水平坚直炮眼名称炮眼编号眼深M眼距M抵搞线M封泥长度（M）水炮泥数个）左右仰零俯眼数（个）眼装药量（块）总装药量（块）总装药量（KG）雷管段数雷管数量爆破顺序联线方式掏槽眼1420150330618080909090441632141辅助眼147551804061909090909092522545292辅助眼229461804061909090909018254593183周边眼521180311858558517117345175底眼2228180406185858010721428474串联合计55555522955第四节装载与运输一、确定装载与运输方式30M内使用人工耙装（煤）矸石，矿车运输至副斜井，串车提升运出井口；30M外使用皮带、刮板运输机运至主斜井皮带，将（煤）矸石运出井口。二、装载、运输机械及其配套设备的名称、型号、安装位置、固定方式，安全设施的安设方式、运输距离等。序号设备名称型号数量运输方式运输距离备注1综掘机ZWY120/58L1202刮板运输机22603皮带1680M三、煤、矸、材料、设备等的运输方式。煤、矸的运输方式工作面113305运输石门主斜井地面。材料、设备等的运输方式地面副斜井联络巷工作面。四、人员进、出工作面与物料运输安全隔离方式及要求在斜井中严格遵守“行车不行人，行人不行车”的规定。五、皮带机固定、防滑、防出槽、机身照明方式，皮带机与掘进工作面的最大和最小的允许距离等六、装载与运输各工序安排、与其他工序协调等在将工作面的碴扒出后，在不相互影响安全的前提下，可平行安排打眼（或打锚杆）的作业。第五章生产系统第一节掘进通风一、选择通风方式1、采用压入式通风方式利用局扇采用压入式供风2、风筒敷设方式局扇安装在副斜井筒内，风筒沿帮敷设并高出轨面15M以上，用钢丝绳拉紧，作到吊挂平直、拐弯平缓。4、供风距离100M800M。二、掘进工作面风量计算。掘进工作面实际需要风量，根据瓦斯、二氧化碳涌出量，炸药用量，同时工作的最多人数，局部通风机的实际吸风量等因素分别计算，并选取其中最大值。每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取最大值。（一）按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算Q掘100Q瓦掘K掘通（M3/MIN）式中Q掘掘进工作面实际需要的风量，（M3/MIN）Q瓦掘掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，取15（M3/MIN）K掘通掘进工作面的瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，取K掘通18。Q掘100Q瓦掘K掘通100063181134（M3/MIN）2010年兴达煤矿瓦斯等级鉴定报告结论，绝对瓦斯涌出量265M3/MIN，绝对二氧化碳涌出量065M3/MIN，2008年海坝煤矿瓦斯等级鉴定报告结论绝对瓦斯涌出量063M3/MIN，绝对二氧化碳涌出量036M3/MIN，2005年海坝煤矿瓦斯等级鉴定报告结论显示，单个掘进工作面绝对瓦斯涌出量为048M3/MIN，绝对二氧化碳涌出量006M3/MIN，内环水仓开掘在33煤层顶板岩石中，绝对瓦斯涌出量取2008年兴达煤矿瓦斯等级鉴定结果063M3/MIN，（二）按炸药使用量计算Q掘25AM3/MIN大断面全断面一次爆破装药用量，掘进工作面应首先根据炸药量计算的需要风量，选取大风量的局部通风机，局部通风机确立不能满足掘进工作面风量要求时，必须延长爆破后通风的时间，保证工作人员的安全。式中A掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，岩层硬度F为36，最大炸药用量229KG。Q掘252295725（M3/MIN）（三）按最多工作人员数量计算Q掘4NM3/MIN式中N掘进工作面同时工作的最多人数，取12人。Q掘41248M3/MIN（四）按局部通风机的实际吸风量计算Q掘Q局机IM3/MIN式中Q局机掘进工作面局部通风机的实际吸风量5805M3/MINI掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取1台。Q掘580515805（M3/MIN）通过以上计算，吸风量5805M3/MIN。（五）掘进工作面风量验算。（一）按最低风速验算岩巷掘进工作面的最低风量Q岩掘9S岩掘M3/MIN式中S岩掘岩巷掘进工作面断面积为1008；Q岩掘局部通风机吸风量910089072M3/MIN5805M3/MIN910089072M3/MIN二按最高风速验算岩巷掘进工作面的最高风量Q岩掘240S掘M3/MIN式中S岩掘掘进工作面的断面积1008；5805M3/MIN240100824192（M3/MIN）3、按掘进工作面温度和炸药量验算5805M325AM3/MIN252295725M3/MIN，且工作面的温度206C04、有害气体的浓度验算。回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1；其他有害气体浓度应符合煤矿安全规程中的有关规定。工作面的回风流中瓦斯或二氧化碳浓度为01，其他有害气体浓度都符合煤矿安全规程中的有关规定。三、局部通风机选型计算根据掘进工作面风量计算和验算，工作面的风量要求。选择现有型号FBD63/2185，吸风量为220730M3/MIN风机，可以满足掘进并符合有关规定。四、局部通风机安装规定为保证迎头正常供风的需要，选择双风机双电源方式供风。五、确定放炮后通风时间计算放炮后，为避免出现炮烟熏人事件，规定在半小时内不得进入工作面。六、安装两闭锁设施，“双风机、双电源”，自动切换、自动分风的功能等。七、局部通风机和压风机、配套通风设施及防尘、隔爆、监测设施的安装位置等局部通风机安装在副斜井筒巷道开口处往上30M以外的位置；压风机安装在地面副井处；瓦斯探头、一氧化碳探头安装位置工作面迎头5M及开口进去10M；防尘、隔爆装置安装在主、副井及回风斜井中。附图通风系统示意图第二节掘进压风一、确定掘进工作面压风源，用风设备名称、型号，同时使用台数、备用台数。地面压风机房安装3台型号为LG20/8G型空压机，功率为110KW，供风为20M3/MIN，用风设备为YT27型风钻、YT28锚杆机。二、计算最大总耗风量YT27型风钻耗风量为了27M3/MIN，加之管路漏风系数，最大总耗风量为60M3/MIN三、施工压风管道的接入点及管径等用移动压风设备时设备名称、型号、规格、管路长度、管径、风压、安装位置、敷设路线等。压风管路由副斜井接入，其管径为1046MM，到工作面20米变为1寸管，供工作面用风。压风设备和用风设备表设备名称型号规格风压PA台数（台）风量（M3/MIN）压风机LG20/8G20M308KPA320风钻YT2727型3527锚杆机ZY24224附图压风系统示意图第三节瓦斯防治本工程无突出危险。第四节综合防尘说明防尘供水水源、水量、水压及管路系统，安设除尘风机、水幕、隔爆水袋、降尘设施个数及位置；掘进机内、外喷雾装置，湿式钻眼、水炮泥、爆破喷雾、冲洗巷帮、装煤（岩）洒水、净化风流、个体防护等综合防尘措施。在地面建300M3蓄水池，作为防尘供水水源，防尘主管由副井接入，其管径为1046MM，每100M设三通一个，至113305运输巷时变为2寸支管，到距工作面20米又变为1寸管，供工作面用水及各水幕用水。迎头外设两道喷雾。在迎头外620M内安设爆破喷雾。距迎头50M内设一道能封闭全断面的常开水幕，水幕在回风系统中每隔300M安装一道；掘进采用湿式打眼、放炮使用水炮泥、装岩前洒水、爆破时使用爆破喷雾、爆破后冲刷顶帮、开放水幕、洒水，喷浆作业开启除尘风机；个体采用防尘口罩进行个体防护等综合防尘措施。防尘系统地面水池副斜井迎头；侧式供水钎子巷道内水幕耙装洒水冲刷岩帮水管附图消防洒水系统图第五节防灭火一、相邻采区、相邻煤层、邻近巷道火区情况无二、在容易自燃和自燃煤层中掘进巷道的安全措施33煤层为不易自然。三、消防供水管道系统、防灭火器材的存放方式和地点巷道掘进，采用风钻打眼，锚网支护，爆破喷雾降尘；防火的重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。工作面有备用的沙子、岩粉直接灭火。控制风流、调节风流控制火势蔓延。防火水源来自井下工业用水，地面水池副斜井迎头；分别用2寸、1寸铁管和1寸阻燃胶管接至迎头。工作面安装有防尘、消防、供水管道系统；防灭火器材为干粉式灭火器两个、02立方米沙箱一个，放在距离掘进工作面50M的安全地点。防火供水系统地面水池副斜井井筒迎头；第六节安全监控一、安装瓦斯自动检测报警断电装置、甲烷传感器、掘进机、装裁机甲烷断电仪，装载点、运输巷、进回风流安装甲烷传感器的安设，便携式甲烷报警仪、瓦斯断电浓度、报警浓度。便携式甲烷报警仪的配备和使用1、矿长、工程师、副矿长、技术员下井时必须携带甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警浓度为08）必须进行处理。2、爆破工下井进行爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，如有报警现象（甲烷报警浓度为08）必须处理好后方可装药爆破；在爆破地点每次爆破时由瓦检员进行“一炮三检”工作，并做好记录，上井填制“一炮三检”报表。3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5M范围内无风筒的一侧，当便携式甲烷报警仪报警时，必须停止工作并撤出作业人员，待瓦检员处理好后方可进入工作面作业。4、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20M范围内检查甲烷气体浓度达到05CH4时，不得通电或检修。二、掘进工作面瓦斯浓度控制规定，安设瓦斯监控系统，说明设置瓦斯报警浓度和断电浓度及断电范围，瓦斯探头安设地点及放炮期间对瓦斯探头的保护等措施。甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用1掘进工作面甲烷传感器安设在距迎头不大于5M处巷道内，其报警浓度为08CH4,断电浓度为10CH4，复电浓度为小于08CH4，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全电器